新集矿区深部1煤层底板奥灰岩溶突水危险性评价

奥灰岩溶裂隙含水层是影响华北型煤矿深部开采的重要水害,在水-岩相互作用下奥灰含水层易导致煤层底板突水。为进一步认识奥灰岩溶突水问题,文章以新集矿区深部1煤层开采为例,利用矿区近些年最新积累的奥灰钻孔资料,选取断层强度指数、断层交叉点与尖灭点、含水层水压、富水性、隔水层等效厚度、脆塑比7个因素作为奥灰岩溶突水的主控因素,并结合层次分析法(analytic hierarchy process,AHP)确定各主控因素影响权重。运用地理信息系统(geographic information system,GIS)空间分析功能建立各主控因素专题图,通过对专题栅格图归一化处理,将各主控因素按照权重进行空间复合叠加,最终获得1煤层底板奥灰岩溶突水危险性评价分区结果。将评价结果与突水系数法计算结果对比分析可知,基于GIS的煤层底板突水危险性评价方法更符合矿区实际地质情况,可以为矿区深部煤层开采与水害防治工作提供参考依据。

新集一矿360804工作面轨道顺槽沿空留巷技术研究

为了解决大埋深、高瓦斯、高地温、破碎顶板等复杂条件下的沿空留巷难题,本文以新集一矿360804综采工作面的轨道顺槽外为研究对象,通过将切顶卸压与柔模支护技术进行集成创新,并进行应用,同时现场对留巷顶板的离层量、留巷顶板及单元支架的受力情况进行了监测,结果表明,通过在超前工作面实施爆破切顶,很好地降低了巷道所受应力,巷道顶板所受最大应力约为53kN;另外,监测结果显示,巷道围岩变形主要发生在滞后工作面40m的范围内,留巷效果良好,具有重要的推广应用价值。

新集二矿深部沿空巷道围岩结构稳定性分析

为辨识新集二矿深部沿空巷道围岩结构特征及其稳定性,采用理论分析、数值模拟等手段,分析了08工作面沿空巷道围岩关键参数与特征,模拟了沿空掘进及回采期间围岩弹塑性变化和应力演化规律,提出了大直径钻孔、钻屑法进行高应力巷道围岩“卸压-检测”防治方法。研究表明:“煤柱-顶板”结构是控制深部工作面巷道围岩稳定的关键因素,影响该结构的主要参数是煤柱宽度与应力状态、基本顶断裂线位置、关键岩块侧向断裂跨度及其运动形态等;新集二矿深部08工作面沿空风巷留设的10 m煤柱处于塑性状态,能够与顶板、巷道形成稳定“煤柱-顶板”结构,掘巷与回采均不会诱发煤柱和顶板失稳。

中煤新集公司落实党管安全责任的探索与实践

中煤新集公司党委全面落实国务院国资委、集团公司党委决策部署,通过发挥政治引领、完善制度体系、加大宣传教育、构建安全文化、强化协调联动、严格监督检查,不断强化党管安全责任落实,保障公司安全稳定发展。

中煤新集公司矿井物探体系的构建与思考

矿井物探技术作为井下勘探工作的重要组成部分,在超前探测煤层赋存、水文地质和地质构造发育情况等方面,发挥着越来越重要的作用,可对异常地质构造(如陷落柱、断层)和矿井水(如老窑水、裂隙水、岩溶水)进行超前探测。对新集公司矿井物探现有探测方法、现状进行分类和分析研究,总结分析各类物探技术在煤矿生产中的应用效果,提出了新集矿区物探体系构建设想及在实施过程中的注意事项和需要开展的工作,对物探技术在新集矿区的应用和发展提出了新的思路,以促进矿井物探技术在新集矿区得到更充分和更好的应用。

新集二矿底板水害“煤-岩”空间立体微震监测阵列应用研究

以新集矿区新集二矿为研究对象,借助矿区底板岩巷这一现场优势条件,通过试验对比分析了煤巷和底板岩巷不同组合方式下监测阵列效果,提出了基于底板岩巷“点面式”、“线线式”和“线面式”的3种空间立体“煤-岩”微震监测阵列,优化了现有微震监测阵列布置方式。研究表明:“煤-岩”空间立体微震监测方法从定位精度、监测范围、服务周期和经济成本方面取得了明显进步。

中煤新集煤电一体化发展战略研究初探

电一体化战略不仅可以促进电力和煤炭各自对经济发展作用的充分发挥,还可以促进经济社会可持续发展。该文以中煤新集集团为研究对象,首先分析了集团所处的宏观经济和政策环境,行业及区域环境、经营与竞争环境,最后给出了其发展的战略定位。

煤层采动巨厚松散层全断面监测及内部变形特征

开采沉陷是煤炭资源井工开发利用所面临的主要环境地质问题,尤其对于我国东部高潜水位矿区而言,巨厚松散层的移动变形控制与采动减损评价备受关注。为了研究巨厚松散层内部移动机制,明确其对地表移动变形影响,以淮南新集矿区某井田为研究区,通过采用分布式光纤与并行电法联合测试技术,构建超过600 m深度全断面钻孔监测系统,探究巨厚松散层变形特征和内部移动规律。全断面监测系统能够获取煤层采动区域巨厚松散层内部应变、位移信息及监测钻孔周围电阻率变化情况,量化地层监测断面松散层内部移动变形时空关系和渗流场变化数据,分析松散层内地层变形特征与发育形态。研究结果表明:多参量联合测试技术的应用,显著提高了对巨厚松散层移动变形的监测效率和变形定位的准确性,获得了工作面回采位置与松散层内部变形时空演变关系。并根据松散层变形特征,将采动影响过程划分为超前影响期、弱采动影响期、强采动影响期、采后沉稳期4个阶段,揭示了超前影响变形表现“台阶状”形态与采动影响期的“反向3字型”移动特征,同时分析了“反向3字型”移动模式的构成条件、影响因素。基于全断面监测数据,提出巨厚松散层变形多场可测信息量化评价方法,阐明了巨厚松散层在煤层开采过程中存在分层应力积累与释放的规律。研究内容为巨厚松散层内部移动变形的精细化监测分析提供重要的技术支持。全断面监测技术的应用,也可为采动损害过程监测与评价、矿山生态源头减损与减沉、沉陷区土地规划与复垦以及松散层内注浆改造等提供参考。

新集二矿支护技术数值模拟研究

[目的]为了探究当前支护设计的合理性,减小巷道的变形,使工程顺利进行。[方法]本研究以新集二矿某巷道作为工程背景,运用FlAC3D软件对三条巷道进行模拟分析,并对预计的支护设计方案进行数值模拟。[结果]最终得出三条巷道整体支护效果良好,变形量在合理范围内,但个别巷道受掘进、采动影响变形破坏较严重。[结论]针对此结果应单独加强后期补强支护,以使该支护设计方案在项目中可以达到预期效果。

三轴分级循环加卸载下爆破损伤顶板砂岩能量耗散试验研究

为探究不同围压环境爆破荷载损伤砂岩在循环加卸载作用下能量耗散演化规律,利用三轴试验加载装置系统对三种不同损伤度的砂岩试件开展不同围压下的分级循环加卸载试验,并结合电子数码显微镜获取不同损伤度试件细观结构,分析爆破荷载损伤、围压及加载级数对试件能量耗散及破裂破碎形态的影响规律。结果表明:(1)爆破荷载作用会对岩体造成损伤,单轴压缩荷载下振动损伤、爆破损伤试件峰值强度降幅分别为5.53%、18.87%,单轴分级循环加卸载作用对未损伤、振动损伤试件产生劣化,对爆破损伤试件产生强化作用;(2)爆源近端岩体损伤程度较高,在外荷载作用下率先发生破坏,围压的存在显著降低试件的破裂破碎程度,试件呈剪切、拉伸及压碎破坏多种模式共存;(3)循环加卸载过程中第1次循环加载试件所获取总能量及塑性变形能最大,循环次数的增加使试件塑性变形能及耗散能整体均呈现减小趋势,围压及循环加载级数的增大使试件在循环加载过程中各能量均随之增加;(4)分级循环加卸载过程中Ⅱ级循环加卸载试件耗能比要低于Ⅰ级与Ⅲ级,爆破损伤、振动损伤及未损伤试件在Ⅰ级、Ⅱ级、Ⅲ级循环加卸载过程中耗能比均值分别为15.73%、12.47%、13.95%,13.49%、12.44%、13.46%,12.07%、8.69%、11.56%,爆破荷载损伤改变岩体内部结构使得试件在循环加卸载作用下耗能占比更加显著。

高效筛分设备在新集一矿选煤厂应用对比分析

本文从分选原理、分选工艺、分选设备、分选效果、经济效益等方面,对原煤筛分设备正旋滚轴筛和螺旋筛进行了对比分析,结合中煤新集一矿选煤厂的生产进行了论证。

新集矿区瓦斯赋存与地应力关系模型研究

基于新集矿区不同深度的煤层瓦斯含量及瓦斯压力的实测值、地应力随埋藏深度的变化规律,建立了新集矿区瓦斯场与地应力的关系模型,分析了两者相互作用规律。结果表明:新集矿区瓦斯压力和含量与垂直主应力和最大水平主应力为正比关系,且最大水平主应力对瓦斯含量的影响程度高于垂直主应力。当垂直主应力超过16.2115MPa或最大水平主应力超过19.8224MPa时,煤层瓦斯压力大于突出指标临界值0.74MPa;当垂直主应力超过18.3148MPa或最大水平主应力超过20.7157MPa时,煤层瓦斯的含量大于8m 3/t,研究结果对瓦斯抽采钻孔设计及抽采参数优化具有指导意义。

分区变权顶板突水危险性评价方法改进及实例

为准确合理地评价煤层顶板突水危险性,文章基于地理信息系统(geographic information system,GIS)空间分析技术,结合熵权法对突水分区变权模型进行改进优化。为避免权重确定的主观性与计算复杂性,引入信息熵求取常权向量。为防止“极大”或“极小”值权重超调过大,提高各主控因素综合控制作用与各分区值变权重均衡性,采用保守型分区变权函数对变权模型进行修正。通过直接对主控因素栅格图运算和处理,避免因钻孔插值所造成的构造信息丢失问题。将改进模型与常权模型及仅通过钻孔构建的风险型分区变权模型进行比较,以实际突水点对评价模型进行识别检验。结果表明,改进的分区变权模型评价效果更好、精度更高,对煤矿顶板水害预测与防治具有指导性作用,在口孜东矿取得良好的应用效果。

高强预应力锚杆力学性能实验与支护研究

高强预应力锚杆支护是传统锚杆支护技术的进一步优化发展。由于深部巷道具有围岩破碎、高应力等复杂地质特征,更多的高强预应力锚杆替代传统锚杆应用于其中。本文通过理论分析,预应力转化试验,左右旋锚杆拉拔试验以及锚固力试验,对比分析高强预应力锚杆的力学性能,揭示了新型左旋高强预应力锚杆加固围岩的支护机理。研究结果表明:(1)理论分析锚杆在围岩中的作用机理,阐明了预应力锚杆对围岩的加固作用;(2)滚丝锚杆扭矩转化成预紧力的效率约为等强全螺纹锚杆1.7~1.9倍;不同直径的左旋滚丝锚杆力学性能均优于右旋全螺纹锚杆,左旋螺纹钢锚杆锚固力大于右旋螺纹钢锚杆;(3)分析新型左旋高强预应力锚杆的结构,其具有预应力高、锚固力高、有效断面大等优势。本研究为深部巷道围岩支护技术的优化与创新提供了有益的参考和借鉴。

疏放条件下新生界底部含水层数值模拟及排泄量评价

我国东部隐伏矿区煤层开采会引起新生界底部含水层(简称“底含”)地下水间接补给基岩面下砂岩含水层,这不仅会导致地面沉降,同时也增加了矿井排水量,排泄量的确定为矿井水害防治和沉降量的预测提供了一定的依据。以淮南煤田板集矿为例,通过对9煤顶板砂岩含水层疏放导致与上覆“底含”补给关系的分析,构建了“底含”数值模型,获得了其水文地质参数,采用水均衡原理计算并评价其排泄量。结果表明:研究区“底含”可划分为5个水文地质单元区块,渗透系数为0.433~0.824 m/d,弹性释水率为1.8×10^(-6)~3.6×10^(-6)m^(-1);在砂岩水疏放条件下,不同阶段“底含”排泄量约占疏放水总量的1/4,其来源主要为侧向补给和静储量消耗;因此,通过基岩风化带的注浆,封堵“底含”与煤层顶板之间的水力通道,是治理“底含”水补给砂岩水的有效措施。

深部高应力巷道围岩控制与支护设计

以新集一矿360606工作面为研究对象,通过现场调研、理论推导,分析出深部高应力围岩变形特征以及主动支护机理。应用数值模拟分析最佳支护参数,设计出巷道支护方案,再通过现场实践验证支护有效性。研究结果表明:(1)6煤巷道选用Q335左旋预应力锚杆,型号为φ22 mm×2 500 mm,其中巷道两帮的锚杆间排距为900 mm×1 000 mm;顶板锚杆间排距为900 mm×1 000 mm;(2)理论推导出浅部顶板临界离层值确定为60 mm,总的顶板临界离层值为90 mm,进一步取80%安全值为72 mm,现场测得数据远小于安全值。为深部高应力巷道的围岩控制与支护设计提供研究参考。

板集煤矿5煤层顶板离层临界值预测研究

本研究旨在探讨板集煤矿5煤层顶板离层临界值的预测规律,并分析了各因素对其影响以及灰色系统理论在预测中的应用。通过敏感性分析,确定了影响顶板离层临界值的主要因素,排名如下:巷道宽度(h_(w))>直接顶厚度(h_(z))>老顶厚度(h_(j))>锚索长度(G_(j))>5煤厚度(h_(m))>开采深度(H)。进行了线性和非线性拟合,得出顶板离层临界值的函数关系。根据拟合曲线,计算出浅部和深部离层界限值分别为46 mm和27 mm,总离层界限值为73 mm。此外,利用灰色系统理论对377 d后的离层量进行了预测,采用GM(1,1)模型训练得到了灰色预测模型。预测结果表明,2号测点巷道顶板离层总量为65 mm,与预期值和顶板离层规律相符。综上所述,本研究通过敏感性分析明确了主要控制因素,并提出了针对性的措施,减小顶板离层量。同时,应用灰色模型进行离层预测,显示出在此领域具有一定的优势和应用潜力。该研究为煤矿安全生产提供了一种可行的预测方法。

基于AHP与GIS的新集矿区11-2煤层顶板突水危险性评价

为准确评价、预测新集矿区11-2煤层顶板突水问题,利用矿区近些年积累的水文地质资料,选取了断层强度、断层交叉点与尖灭点、导水裂隙带高度、关键层厚度、含水层厚度、隔水层厚度、砂泥比8个因素作为顶板突水主控因素进行了深入的探讨。运用GIS空间分析功能建立了主控因素专题图,并对专题图数据进行归一化处理,结合AHP层次分析法确定了各主控因素影响权重。通过对归一化数据与权重值的空间复合叠加,获取了新集矿区11-2煤层顶板突水危险性评价分区模型,评价结果与矿区实际地质条件与突水点相吻合,可为矿区今后煤层开采与水害防治工作提供参考依据。

防治俯采工作面煤自燃稠化浆体的流变特性研究

针对大倾角俯采工作面煤自燃防治过程中不易灌浆、漏风强度大、浆液无法向高处堆积等问题,以高分子聚合材料、表面活性剂、固相材料为原始材料,制备出不同水土比、稠化剂浓度的浆体并进行悬浮稳定试验,研究稠化浆体的悬浮特性,通过对不同浓度的稠化浆体进行流变特性试验,拟合出流变本构方程,从而研制出一种性能优异、适用于大倾角俯采工作面的稠化浆体材料,最后采用Fluent软件模拟稠化浆体在采空区内的扩散特征。研究结果表明:黄土为稠化浆体最适合的固相材料;当水土质量比为8∶1、稠化剂质量浓度为0.3%时,稠化浆体悬浮性能较好,且屈服应力最小,具有更好的流动性;在采空区内稠化浆体的流动速度与扩散半径成反比,在浆体注入6 h后扩散半径达最大值。

深井强采动工作面煤柱及回采巷稳定性控制技术研究

【目的】深井大采高工作面沿空掘巷后所留设的煤柱稳定性差,沿空巷道在服务周期内受集中应力及采动影响作用变形严重,围岩变形控制难度大。对深井强采动工作面煤柱及回采巷稳定性控制技术进行研究,可有效解决上述问题,实现煤炭资源安全高效开采。【方法】以刘庄煤矿一水平采区为工程背景,通过试验及现场调研对其进行地质力学评估,确定一水平采区围岩力学特性及松动破坏范围,通过数值模拟分析煤柱及沿空巷道破坏变形的主要原因。【结果】结合数值模拟研究提出“爆破切顶与注浆加固”相结合的围岩稳定性控制技术,通过理论分析确定了爆破切顶的高度为23.6 m,炮孔的间距为1.5 m。【结论】进行了现场工业性试验并对应用效果进行了监测,现场试验监测结果表明,采用爆破切顶与注浆加固控制技术后,131304工作面煤柱受采动影响后稳定性良好,131306沿空掘巷围岩稳定性得到有效控制,研究结果可为同类工程提供参考。